第二节破碎带蚀变岩型矿石分选

破碎带蚀变岩型矿石是山东省主要的金矿石类型,矿石中主要金属矿物有黄铁矿、
银金矿、自然金、碲银矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、菱铁矿等。金、银
矿物主要以银金矿为主，约占92％，自然金约占8％；分布在硫化物中的金约占73.3
％；分布在脉石中的金约占26.7％。金矿物呈细粒、细脉状、网脉状，嵌布在黄铁矿
裂隙中、黄铁矿与脉石界面处或沿脉石的裂隙浸染于脉石中；金银矿充填于黄铁矿晶
隙或裂纹中，绝大部分为裂隙金。随着开采深度延伸，硫化矿物含量逐渐降低，金的
主要载体黄铁矿粒度变细且呈不均匀产出，含金量逐渐降低。焦家、新城、三山岛、
河东、河西、仓上等金矿选矿厂处理的为该类型矿石。

一、焦家金矿选矿厂分选
焦家金矿选矿厂所选矿石是焦家式含金矿石的典型代表，选矿用水为坑内咸水，
氯离子含量8000毫克每升，俗称半海水。1992年，焦家金矿选矿厂先后与北京矿冶研
究总院、北京科技大学土木与环境工程学院合作，分别对-110米、-150米、-190米三
个中段和-230米、-270米两个中段矿石进行工艺矿物学研究，取得重大科研成果，为
选冶工艺技术改造、提高选冶技术指标提供了重要依据。至2005年，焦家金矿选矿厂
围绕提高破碎效率、磨矿细度、提高金总回收率不断改进生产工艺，取得较好成果，
在原矿品位逐年下降的不利状况下，金回收率仍保持提高，当年，生产规模达到155
0吨每日。
破碎。1986年，焦家金矿选矿厂破碎工艺流程为带洗矿作业的三段一闭路生产工
艺，原矿最大粒度400毫米。1994年，将原重型铁板给矿机给矿改为振动放矿机给矿，
碎矿能力110吨每小时～130吨每小时。粗碎采用PEF600毫米×900毫米颚式破碎机、
中碎采用PYB1200圆锥破碎机、细碎采用PYB1750短头圆锥破碎机；筛分采用SZZ
21500毫米×4000毫米振动筛；中碎前洗矿，采用1250毫米×4000毫米双层振动筛。
洗矿所产矿泥用FLG-1200单螺旋分级机分级，溢流再用直径350毫米水力旋流器进行
二次分级；旋流器沉砂入磨矿机；溢流入浓密机(NZS-12米中心传动)浓缩，单独浮选。
1996年开始陆续引进新设备，其中，中碎引进GP100SM圆锥破碎机，取代原中碎
PYB1200圆锥破碎机；细碎引进H4800短头圆锥破碎机，取代PYB1750短头圆锥破碎机。
磨矿。1986年，焦家金矿选矿厂工艺流程为一段闭路磨矿。矿石入磨粒度为-14
毫米，分级产品粒度为-200目55±2%，矿浆浓度为32±2%。磨矿采用MQY2100毫米×
3000毫米球磨机和2100毫米×2200毫米球磨机，分级采用FLG2000毫米高堰式单螺旋
分级机和FLG1500毫米高堰式单螺旋分级机。2002年，安装3200毫米×3600毫米球磨
机1台，直径660毫米水力旋流器2台，取代原有的4台球磨机和高堰式单螺旋分级机。
浮选。1986年，焦家金矿选矿厂浮选流程为一优、一粗、两扫、两精浮选工艺流
程，产品为金精矿。1990年，浮选工艺改为一粗、一扫、一精工艺；有两个系列，每
个系列采用BS-K4充气浮选机取代A型浮选机。2003年，采用BS-K10浮选机替代原有的
BS-K4浮选机。
氰化。氰化采用两浸两洗锌粉置换工艺流程,过滤系统采用外滤式圆筒过滤机。
1992年，采用板框压滤机用于硫精矿脱水。1998年，对金精矿进行压滤，保证氰化作
业水量平衡，实现含氰污水零排放。氰化主要设备有：MQY1500毫米×3000毫米球磨
机1台，直径125毫米旋流器2台，15米单层浓密机1台；直径3500毫米×3000毫米中心
充气式双叶轮浸出槽9台；

图3-13 焦家金矿选矿厂氰化工艺流程图

直径12000毫米三层浓密机1台，直径9000毫米三层浓密机2台，150平方米板框压滤机
2台，直径1300毫米×6000毫米脱氧塔1台，管式过滤器3台，20平方米板框压滤机2台，
30平方米板框压滤机1台。氰化操作参数为：一浸矿浆浓度35%，氰化钠浓度12每万～
14每万；二浸矿浆浓度40%，氰化钠浓度18每万～20每万。氰化浸出率98.5%以上。
尾矿再选。2004年开始，焦家金矿选矿厂将浮选尾矿再磨再选，以回收流失于尾
矿中的金。

图3-14 焦家金矿选矿厂尾矿再磨再选工艺流程图

1986-2005年焦家金矿选矿主要技术经济指标统计表
表3-5

续表

┌──┬─────┬─────┬────┬───┬───┬─────┐
│指标│原矿金品位│金精矿品位│尾矿品位│选矿 │氰化 │处理矿石量│
│年份│(克/吨) │(克/吨) │(克/吨) │回收率│回收率│(吨/日) │
│ │ │ │ │(%) │(%) │ │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1990│4.88 │112.71 │0.40 │92.20 │98.13 │585 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1991│5.04 │107.92 │0.40 │92.30 │98.29 │630 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1992│5.10 │108.51 │0.36 │93.38 │98.29 │773 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1993│4.96 │107.22 │0.29 │94.37 │98.25 │951 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1994│4.78 │104.82 │0.28 │94.39 │97.72 │1056 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1995│4.51 │118.57 │0.27 │94.29 │98.26 │1105 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1996│4.54 │103.24 │0.26 │94.50 │98.28 │1093 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1997│4.22 │95.95 │0.23 │94.77 │98.24 │1143 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1998│4.14 │98.27 │0.22 │94.95 │98.46 │1201 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│1999│4.24 │119.81 │0.21 │95.15 │98.78 │1201 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│2000│4.23 │131.13 │0.23 │94.80 │98.79 │1261 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│2001│4.30 │123.20 │0.24 │94.69 │98.70 │1248 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│2002│4.06 │110.47 │0.22 │94.85 │98.45 │1310 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│2003│4.01 │105.95 │0.25 │93.97 │98.32 │1350 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│2004│3.87 │117.64 │0.25 │93.69 │98.32 │1431 │
├──┼─────┼─────┼────┼───┼───┼─────┤
│2005│3.45 │101.33 │0.24 │93.40 │98.16 │1558 │
└──┴─────┴─────┴────┴───┴───┴─────┘

二、三山岛金矿选矿厂分选
(一)设备与工艺
破碎。三段一闭路破碎工艺。1980年金矿建设初期，采用第一段粗碎设在井下，
中碎细碎在地表工艺，国内属首次。粗碎采用全国黄金矿山最大的900毫米×1200毫
米复摆式鄂式破碎机，破碎粒度-250毫米。中碎采用1台直径1650毫米液压标准圆锥
破碎机，细碎采用1台直径1050毫米液压短头圆锥破碎机。中碎及细碎前分别采用2Y
AH1536双层圆振动筛(上层筛筛孔40毫米×40毫米，下层筛孔14毫米×14毫米)及YA1
848单层圆振动筛(筛孔14毫米×14毫米)进行预先检查筛分，最终破碎产品粒度-15
毫米。
磨浮。采用粗磨粗选、粗精矿再磨再选工艺流程。粗磨及粗选分两个系列，粗磨
采用1台直径2700毫米×3600毫米球磨机和1台直径2000毫米双螺旋分级机构成闭路磨
矿。分级溢流入浮选，经两次开路粗选选出粗精矿，尾矿经2台直径300毫米水力旋流
器组分级，粗粒(-400目小于15%)自流至充填站供井下充填用；细粒经2台直径20米中
心传动式浓密机脱水后送尾矿库。浮选粗精矿经1台MQY直径2100毫米×3000毫米溢流
型球磨机，与4台直径150毫米水力旋流器组组成闭路磨矿，再磨后进行两次精选，一
次扫选，得浮选金精矿进入氰化作业。
1991年6月，三山岛金矿选矿厂将4台再磨球磨机高锰钢衬板改为橡胶衬板，使用
寿命提高到16个月左右。1999年5月，将球磨机衬板更换为使用寿命36个月～48个月
的磁性衬板，端盖衬板仍使用橡胶衬板。
(二)海水选矿
三山岛金矿地处海滨地区，淡水资源匮乏，海水氯离子含量16000毫克每升～
17000毫克每升。1988年10月-1993年6月，三山岛金矿磨矿、浮选使用海水。2000年，
为降低生产成本，浮选开始采用矿井井下水(氯离子含量约23000毫克每升)取代海水，
氰化生产开始采用淡水。同时，为防止选矿用海水、高氯水对设备及金属构件表面静
态腐蚀，要求对设备表面经常擦拭保持清洁。对各种钢结构和浮选机、螺旋分级机等
主要设备在安装投产之前，采用环氧沥青漆和氯化橡胶漆防腐。将球磨机金属衬板替
换为橡胶衬板，浮选机槽底镶衬水泥，砂泵叶轮、浮选机叶轮盖板用橡胶或聚胺脂材
料，防止流态矿砂、高盐度水联合腐蚀造成磨矿机筒体、砂泵结构件、各种阀门、钢
铁管件等强腐蚀损耗，防腐效果明显。
(三)氰渣选铅
三山岛金矿浮选金精矿经氰化后得到金泥(含金15%，含银15.28%)和氰渣(硫精矿)，
其中氰渣(硫精矿)含硫38%～41%，含铅9%左右。由于硫精矿中铅砷含量高销售困难，
铅损失严重。1991年5月，三山岛金矿建成选铅厂，采用浮选法进行浮铅抑硫，当年，
铅回收率达到84.23%，得铅精矿品位55.6%(合格品)。至2005年，平均年回收铅约
2500吨、银800公斤、金8千克。

1990-2005年三山岛金矿选矿主要技术经济指标统计表
表3-6

┌──┬─────┬─────┬────┬─────┬─────┬─────┐
│指标│原矿金品位│金精矿品位│尾矿品位│选矿 │氰化 │处理矿石量│
│年份│(克/吨) │(克/吨) │(克/吨) │回收率(%) │回收率(%) │(吨/日) │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1990│2.04 │36.31 │0.16 │92.53 │ │835 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1991│2.17 │48.14 │0.17 │92.42 │ │1506 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1992│2.16 │52.17 │0.18 │94.79 │95.64 │1487 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1993│3.12 │49.76 │0.18 │94.67 │95.46 │1991 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1994│3.22 │52.06 │0.16 │95.23 │95.17 │1560 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1995│3.12 │46.46 │0.16 │95.06 │95.00 │1540 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1996│3.15 │45.06 │0.17 │94.94 │95.81 │1586 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1997│3.16 │56.52 │0.13 │96.09 │96.90 │1637 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1998│3.20 │57.57 │0.12 │96.41 │97.07 │1693 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1999│3.28 │62.07 │0.12 │96.49 │97.46 │1715 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2000│3.37 │61.09 │0.13 │96.48 │97.54 │1717 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2001│3.18 │54.56 │0.16 │95.25 │97.25 │1664 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2002│3.05 │52.71 │0.15 │95.29 │97.38 │1543 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2003│2.96 │52.63 │0.14 │95.54 │97.18 │1437 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2004│2.87 │49.63 │0.14 │95.49 │97.39 │1389 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2005│2.92 │49.64 │0.12 │96.05 │97.66 │1250 │
└──┴─────┴─────┴────┴─────┴─────┴─────┘

三、新城金矿选矿厂分选
新城金矿选矿厂1979年建成投产，生产规模500吨每日。1986年，生产规模扩大
到750吨每日。1989年12月，进行二期改扩建，选矿新建破碎系统，新增2700毫米×
3600毫米球磨机1台，设计生产规模1250吨每日。至2005年，选矿实际生产规模达到
1500吨每日。

1986-2005年新城金矿选矿主要技术经济指标统计表
表3-7

┌──┬─────┬─────┬────┬─────┬─────┬─────┐
│指标│原矿金品位│金精矿品位│尾矿品位│选矿 │氰化 │处理矿石量│
│年份│(克/吨) │(克/吨) │(克/吨) │回收率(%) │回收率(%) │(吨/日) │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1986│4.39 │85.61 │0.21 │95.50 │97.68 │557 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1987│5.00 │83.80 │0.25 │95.30 │97.68 │587 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1988│5.53 │79.10 │0.26 │95.66 │97.98 │568 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1989│4.97 │69.50 │0.28 │94.83 │97.20 │649 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1990│6.11 │79.42 │0.24 │96.34 │97.21 │584 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1991│6.04 │81.70 │0.24 │96.35 │97.53 │586 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1992│6.52 │71.40 │0.29 │96.60 │96.70 │680 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1993│6.80 │87.10 │0.28 │96.23 │97.02 │666 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1994│6.92 │82.30 │0.31 │95.95 │97.44 │651 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1995│6.84 │73.92 │0.30 │96.01 │96.90 │685 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1996│7.31 │76.56 │0.31 │96.11 │96.91 │776 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1997│7.09 │78.31 │0.31 │96.01 │97.59 │1108 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1998│6.49 │72.20 │0.27 │96.19 │97.63 │1273 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│1999│6.27 │79.60 │0.25 │96.34 │98.11 │1422 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2000│6.05 │73.19 │0.24 │96.36 │97.95 │1437 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2001│6.32 │71.84 │0.26 │96.27 │98.00 │1506 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2002│5.68 │67.47 │0.23 │96.31 │97.65 │1552 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2003│5.01 │64.17 │0.21 │96.18 │97.48 │1614 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2004│4.86 │65.05 │0.21 │96.03 │97.48 │1598 │
├──┼─────┼─────┼────┼─────┼─────┼─────┤
│2005│4.29 │58.95 │0.20 │95.62 │97.68 │1595 │
└──┴─────┴─────┴────┴─────┴─────┴─────┘

破碎。工艺为三段一闭路。矿石粗碎在井下，粗碎粒度-200毫米,然后经主竖井
提升至地表矿仓，由980毫米×1240毫米槽式给矿机经皮带运输机运至2YA2148双层振
动筛，预先筛分并洗矿，筛上产品给入中碎PYB1750标准圆锥破碎机；双层振动筛的
中间产品小于12毫米入粉矿仓；双层振动筛的下层产品(多为矿泥)给入直径1500毫米
单螺旋分级机洗矿，矿泥进入独立的矿泥浮选系统；中碎后的产品粒度小于60毫米，
给入YA2160单层振动筛进行闭路筛分，筛上产品返回HP300诺德伯格圆锥破碎机细碎，
筛下产品为破碎最终产品，粒度-12毫米入粉矿仓。
磨浮。磨矿为一段闭路磨矿。粉矿给入直径2700毫米×3600毫米格子型球磨机，
直径2000毫米双螺旋分级机与球磨机组成闭路磨矿。分级溢流(矿浆)自流到直径250
0毫米搅拌槽，在搅拌槽加入选矿药剂，经搅拌后进入浮选作业。浮选采用一粗、一
扫、一精工艺。浮选出金精矿，浮选尾矿进入旋流器分级，底流粗粒输送井下作充填
料，溢流(细泥)浓缩后输送至尾矿库。浮选金精矿进入由直径2100毫米×3000毫米溢
流型球磨机与直径150毫米旋流器组成的闭路再磨系统，旋流器溢流自流到直径12米
浓密机浓缩脱水脱药，然后进入氰化作业。
氰化。氰化为二段浸出一段洗涤工艺。浮选精矿经浓密，底流进入XAZ240-4GF厢
式压滤机进行脱水，滤饼经贫液调浆后进入氰化浸出，一浸后进入直径12米三层浓密
机进行一段逆流洗涤，一洗得到贵液，自流进入贵液池贮存。一洗底流进入二浸，二
浸后再进入直径9米三层浓密机进行二段逆流洗涤，二洗溢流作为洗水返回一洗，二
洗的底流进入XAZ240-4GF厢式压滤机进行氰渣(硫精矿)脱水，氰渣入存贮池。贵液池
贮存的贵液，经20立方米管式过滤器净化后，进入脱氧塔进行脱氧。脱氧后加锌粉和
醋酸铅，进入板框式压滤机进行置换，得到金泥。

1987-2005年部分年份新城金矿氰化技术经济指标统计表
表3-8

┌──┬────┬────┬──────┬──────┬───┬───┐
│指标│氰原 │氰渣 │贵液 │贫液 │浸出率│洗涤率│
│年份│(克/吨) │(克/吨) │(克/立方米) │(克/立方米) │(％) │(％) │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1987│75.55 │1.56 │14.46 │0.02 │97.94 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1988│82.67 │1.66 │14.62 │0.02 │97.99 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1989│70.36 │2.03 │14.96 │0.02 │97.11 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1990│80.70 │2.25 │19.71 │0.02 │97.21 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1991│80.18 │1.87 │15.71 │0.02 │97.67 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1992│85.02 │2.62 │17.61 │0.02 │96.92 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1993│95.73 │2.67 │19.46 │0.02 │97.21 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1994│89.23 │2.28 │19.38 │0.02 │97.44 │99.97 │
└──┴────┴────┴──────┴──────┴───┴───┘

续表

┌──┬────┬────┬──────┬──────┬───┬───┐
│指标│氰原 │氰渣 │贵液 │贫液 │浸出率│洗涤率│
│年份│(克/吨) │(克/吨) │(克/立方米) │(克/立方米) │(％) │(％) │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1995│72.59 │2.14 │16.80 │0.02 │97.05 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1997│78.31 │1.79 │16.72 │0.02 │97.71 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1998│70.85 │1.59 │16.86 │0.02 │97.76 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│1999│76.60 │1.48 │19.08 │0.02 │98.07 │99.97 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│2000│73.18 │1.50 │20.05 │0.02 │97.95 │99.98 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│2001│71.84 │1.44 │18.74 │0.02 │98.00 │99.98 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│2002│67.47 │1.59 │16.58 │0.02 │97.64 │99.98 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│2003│64.17 │1.62 │15.34 │0.02 │97.48 │99.98 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│2004│65.05 │1.63 │15.75 │0.02 │97.49 │99.98 │
├──┼────┼────┼──────┼──────┼───┼───┤
│2005│58.93 │1.36 │12.25 │0.02 │97.69 │99.99 │
└──┴────┴────┴──────┴──────┴───┴───┘

四、招远市河东金矿选矿厂分选
1986年，招远市河东金矿选矿厂扩建，生产规模500吨每日。2000年后对生产系
统又进行改造，生产规模达到1000吨每日。选矿厂最终产品为重选毛金和浮选金精矿。
破碎。采用三段一闭路破碎流程。粗碎采用诺德伯格C100颚式破碎机1台，中碎
采用GP100S圆锥破碎机1台，中碎前设预先筛分，采用YA1536圆振动筛1台，细碎采用
诺德伯格HP300圆锥破碎机1台，细碎检查筛分采用2YAg2160圆振动筛1台。
磨矿。采用一段闭路磨矿工艺流程。磨矿采用1台MQG2700毫米×3600毫米格子型
球磨机，分级采用1台2FG-2000毫米高堰式双螺旋分级机，磨矿细度-200目50%。磨矿
回路中设重选跳汰作业，跳汰精矿经螺旋溜槽和摇床精选后得到毛金。
浮选。浮选采用优先浮选，一粗、二扫、一精工艺。粗选、扫一、扫二第一台浮
选机为4立方米自吸式浮选机，其余为4立方米充气搅拌式浮选机，浮选精矿输送至脱
水作业，尾矿输送至尾矿库。
脱水。采用直径12米中心传动浓密机1台，采用XMZ240/1500全自动厢式压滤机1
台。

第二节 破碎带蚀变岩型矿石分选